唐雪峰

(長沙礦冶研究院有限責任公司，湖南 長沙 410012)

·礦物工程·

某微細粒嵌布鐵礦石磁選—絮凝脫泥—反浮選試驗

唐雪峰

(長沙礦冶研究院有限責任公司，湖南 長沙 410012)

湖南某鐵礦石中鐵礦物以磁鐵礦為主，赤鐵礦次之，并有12.12%的鐵以硅酸鹽礦物形式存在。其中磁鐵礦屬中細粒嵌布，但赤鐵礦具典型極微細粒嵌布特征，分選難度極大。根據(jù)礦石性質(zhì)，采用階段磨礦—弱磁選—強磁選—選擇性絮凝脫泥—反浮選工藝進行選礦試驗，即第1步在-0.075 mm占65.87%的較粗磨礦細度下通過弱磁選選出磁鐵礦，第2步通過強磁選拋尾富集弱磁選尾礦中的赤鐵礦，第3步對強磁選精礦進行2段階段細磨(一段磨至-0.038 mm占96.56%，二段磨至-0.019 mm占98.93%)、4段加磁種的選擇性絮凝脫泥(以所得磁鐵礦精礦為磁種，與強磁選精礦一起細磨)，第4步對脫泥沉砂進行1粗1精4掃反浮選，最終獲得了產(chǎn)率為32.33%、鐵品位為63.55%、鐵回收率為71.34%的綜合鐵精礦，從而為該礦石的合理開發(fā)利用提供了技術(shù)支撐。

微細粒嵌布赤鐵礦 階段磨礦 磁選 磁種 選擇性絮凝脫泥 反浮選

我國現(xiàn)有近100億t微細粒嵌布鐵礦石資源因選礦技術(shù)水平的限制而無法開采利用或者利用率極低。這部分礦石資源不僅鐵品位低、鐵礦物嵌布粒度微細，且大部分還伴生大量含鐵硅酸鹽型脈石礦物，造成分選難度很大[1-3]。影響微細粒嵌布鐵礦石高效經(jīng)濟分選的主要原因有：① 超細磨礦能耗高，磨礦產(chǎn)品粒度組成不合理，欠磨與過磨現(xiàn)象并存；② 超細磨產(chǎn)生的大量次生礦泥嚴重影響浮選效果，而采用常規(guī)強磁選設(shè)備脫泥時，對-25 μm粒級赤鐵礦的回收率不到50%；③ 微細粒礦物顆粒質(zhì)量小、比表面積大，且含鐵硅酸鹽型脈石礦物與赤鐵礦的表面物理化學(xué)性質(zhì)相似，采用常規(guī)浮選捕收劑選擇性差，浮選效率低。湖南某微細粒嵌布鐵礦石儲量達5～6億t，礦石鐵品位僅為25%～30%，其中赤鐵礦嵌布粒度極為微細，需磨至-800目才能有效解離，且含鐵硅酸鹽型脈石礦物綠泥石含量高，采用常規(guī)選礦工藝難以有效分選[4-5]。本研究采用階段磨礦—磁選—選擇性絮凝脫泥—反浮選工藝處理該礦石，實現(xiàn)了鐵的有效富集回收，為該礦石的合理開發(fā)利用提供了技術(shù)支撐。

1 礦石性質(zhì)

1.1 礦石物質(zhì)組成

礦石中鐵礦物主要是磁鐵礦和赤鐵礦，次為半假象—假象赤鐵礦和褐鐵礦；金屬硫化物為黃鐵礦；脈石礦物以石英和綠泥石為主，其次為絹云母、長石和磷灰石等。礦石礦物組成見表1。

表1 礦石礦物組成

Table 1 Main mineral components of the ore %

礦石屬混合型酸性低品位鐵礦石，w(TFe)/w(FeO)為2.79，堿度系數(shù)為0.05，鐵品位為28.55%，需要選礦排除的雜質(zhì)組分主要是SiO2、次為Al2O3，有害元素磷和硫的含量都明顯偏高。礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果見表2。

表2 礦石主要化學(xué)成分分析結(jié)果

Table 2 Main chemical composition analysis of the ore %

礦石中的鐵有12.12%以含鐵硅酸鹽礦物的形式存在，這是選礦需要排除的對象，也是影響鐵回收率的主要因素。礦石鐵物相分析結(jié)果見表3。

表3 礦石鐵物相分析結(jié)果

Table 3 Iron phase analysis of the ore %

1.2 主要鐵礦物的產(chǎn)出形式

磁鐵礦：礦石中最主要的鐵礦物，自形、半自形等軸粒狀。顯微鏡鑒定表明，磁鐵礦具有中細粒嵌布的特點，其中中粒磁鐵礦一般在0.2～0.6 mm之間，細粒磁鐵礦多介于0.05～0.2 mm之間，總體上，+0.15 mm粒級分布率占92.18%。

赤鐵礦：分布廣泛，呈自形、半自形針柱狀、粒狀或毛發(fā)狀、纖維狀產(chǎn)出，多以浸染狀分布在脈石中，部分具定向排列的特征，與磁鐵礦的嵌連關(guān)系不密切。顯微鏡鑒定表明，赤鐵礦屬于典型極微細粒嵌布的范疇，粒度大多介于0.005～0.025 mm之間，部分甚至小于0.002 mm，總體上，-0.026 mm粒級分布率占91.85%。

2 試驗方案

(1)礦石中磁鐵礦呈中細粒嵌布，因此可在粗磨條件下通過弱磁選早收磁鐵礦，以節(jié)約磨礦能耗。

(2)弱磁選尾礦中呈極微細嵌布的赤鐵礦可先通過強磁粗選拋尾富集，然后對強磁粗選精礦進一步再磨深選。而探索試驗結(jié)果表明，強磁粗選精礦再磨至-38 μm后再進行強磁精選，其分選效果不如選擇性絮凝脫泥的分離效果。因此，強磁粗選精礦再磨后應(yīng)采用選擇性絮凝脫泥工藝處理。

(3)前人的研究表明，在選擇性絮凝時添加少量磁種能使微細赤鐵礦顆粒相互靠近至次能谷，并以磁種為中心形成準穩(wěn)態(tài)的磁聚團[6]。因此，在選擇性絮凝脫泥試驗時可考慮利用磁種來提高脫泥效率。

(4)單純采用絮凝脫泥工藝處理再磨后的強磁粗選精礦難以獲得合格的鐵精礦，因此必須采用反浮選工藝進一步提鐵降硅。

綜上所述，本試驗按照階段磨礦—弱磁選—強磁選—選擇性絮凝脫泥—反浮選工藝方案進行，并在選擇性絮凝脫泥時對不添加和添加磁種進行比較。

試驗中弱磁選采用φ400 mm×300 mm鼓型濕式弱磁選機，強磁選采用ShP-700型強磁選機，反浮選采用XFD系列掛槽式浮選機，選擇性絮凝脫泥采用靜態(tài)沉降—虹吸法(條件試驗在500 mL量筒中進行，流程試驗在3 000 mL量筒中進行)，磁種采用弱磁選所獲磁鐵礦精礦。

3 試驗結(jié)果與討論

3.1 弱磁選—強磁選試驗

經(jīng)系統(tǒng)的原礦磨礦粒度、弱磁選磁場強度、強磁選磁場強度條件試驗，按圖1流程進行了弱磁選—強磁選試驗，試驗結(jié)果見表4。

表4 弱磁選—強磁選試驗結(jié)果

Table 4 Test results of LIMS-HIMS %

圖1 弱磁選—強磁選試驗流程

由表4可知：在原礦磨礦細度為-0.075 mm占65.87%條件下，經(jīng)1粗1精弱磁選，可獲得產(chǎn)率為22.50%、鐵品位為69.54%、鐵回收率為54.33%的優(yōu)質(zhì)弱磁選精礦；弱磁選尾礦經(jīng)1次強磁選，可拋除產(chǎn)率達38.33%、鐵品位為10.50%的尾礦，所得強磁選精礦鐵品位僅為23.30%，需要進一步細磨深選。

3.2 選擇性絮凝脫泥試驗

3.2.1 不加磁種的絮凝脫泥試驗

選擇性絮凝脫泥首先必須使礦漿中的細粒礦物處于懸浮分散狀態(tài)，然后加入選擇性絮凝劑或施加外磁場使目的礦物在化學(xué)力或磁力作用下形成絮團加速下沉，而泥質(zhì)脈石礦物仍呈懸浮狀態(tài)成為礦泥得以脫除。強磁選精礦可以認為幾乎不含磁鐵礦，因此在絮凝脫泥過程中主要要依靠選擇性絮凝劑的化學(xué)力作用使微細粒赤鐵礦在分散礦漿中形成絮團。以NaOH為pH調(diào)整劑、A1+A2為分散劑、DF為絮凝劑，首先考查了不添加磁種情況下強磁選精礦再磨至不同細度后的選擇性絮凝脫泥效果，試驗流程見圖2，試驗結(jié)果見表5。

圖2 無磁種絮凝脫泥試驗流程

由表5可知，不添加磁種情況下，將強磁選精礦再磨至-0.038 mm占94.14%～-0.015 mm占95.57%后進行3段選擇性絮凝脫泥，雖然礦泥脫除量可達70%以上，并將沉砂的鐵品位提高到了38.02%～50.15%，但礦泥中鐵損失率太大，均超過了51%。

表5 不加磁種的絮凝脫泥試驗結(jié)果

Table 5 Results of flocculation desliming tests without magnetic seeds %

3.2.2 添加磁種的絮凝脫泥試驗

為改善絮凝脫泥的效果，以弱磁選所獲磁鐵礦精礦為磁種，進一步進行了添加磁種的選擇性絮凝脫泥試驗。試驗中磁種的用量按其與原礦的質(zhì)量比計。

3.2.2.1 磁種不參與再磨的絮凝脫泥試驗

將強磁選精礦再磨至-0.019 mm占98.93%，然后加入一定量的磁種，在NaOH用量為500 g/t、A1+A2用量為320+320 g/t、DF用量為24 g/t的條件下進行1段絮凝脫泥，試驗結(jié)果見表6。

表6 磁種不參與磨礦的絮凝脫泥試驗結(jié)果

Table 6 Results of flocculation desliming tests on conditions of grinding without magnetic seeds %

表6表明，添加不參與再磨的磁種時，脫泥效果與不添加磁種時相比并沒有明顯改善。分析原因，主要是脫泥過程中微細粒赤鐵礦沉降速度慢，而粗粒級的磁種沉降速度非常快，起不到磁種的作用。

3.2.2.2 磁種參與再磨的絮凝脫泥試驗

將一定量的磁種與強磁選精礦一同再磨至-0.019 mm占98.93%，使磁種和赤鐵礦基本達到同一粒度級別，然后在與3.2.2.2節(jié)相同的藥劑制度下進行1段絮凝脫泥，試驗結(jié)果表7。

表7 磁種參與再磨的絮凝脫泥試驗結(jié)果

Table 7 Results of flocculation desliming tests on conditions of regrinding with magnetic seeds %

由表7可知，磁種參與再磨后，粒度和沉降速度與赤鐵礦的相近，可對赤鐵礦顆粒形成磁包裹加速其沉降，從而有效降低礦泥的鐵含量——磁種用量由0增加至10%，礦泥鐵含量由15.40%降至13.59%。因此，確定采用添加磁種并使磁種參與再磨的選擇性絮凝脫泥方案。

由表7還可看到，繼續(xù)增加磁種的用量，礦泥的鐵含量仍趨于下降但下降幅度不大，而礦泥的產(chǎn)率則由于磁種的磁夾帶作用逐步增強而下降過多。因此，確定磁種的用量為對原礦產(chǎn)率10%。

3.2.3 絮凝脫泥最終試驗結(jié)果

按照確定的選擇性絮凝脫泥方案，經(jīng)過系統(tǒng)的藥劑種類及用量、再磨段數(shù)及細度、脫泥段數(shù)條件試驗，形成了圖3所示的最終絮凝脫泥流程，所獲最終絮凝脫泥試驗結(jié)果見表8。

圖3 絮凝脫泥最終試驗流程

Table 8 Results of flocculation desliming tests %

3.3 反浮選試驗

經(jīng)廣泛比較，選擇YA-16作為捕收劑，在藥劑用量條件試驗和開路流程試驗基礎(chǔ)上，對絮凝脫泥所得沉砂進行了反浮選閉路流程試驗。試驗流程見圖4，試驗結(jié)果見表9。

圖4 反浮選閉路試驗流程

Table 9 Results of closed-circuit reverse flotation test %

表9表明，反浮選精礦的鐵品位相對較低，未能達到60%。為查明原因，對反浮選精礦鐵進行了鐵礦物解離度測定，結(jié)果見表10。

表10 反浮選精礦中鐵礦物的單體解離度

Table 10 Liberation degree of the iron minerals in reverse flotation concentrate %

由表10可知，由于赤鐵礦嵌布粒度極為微細，因此即使超細磨至-0.019 mm粒級占98.63%，其單體解離度也僅為83.4%，這決定了反浮選精礦的鐵品位很難進一步提高。

3.4 全流程試驗結(jié)果

經(jīng)以上試驗，形成的階段磨礦—弱磁選—強磁選—加磁種選擇性絮凝脫泥—反浮選全流程如圖5所示，相應(yīng)全流程試驗結(jié)果見表11。

圖5 試驗全流程

Table 11 Test results of the whole process %

表11表明，通過采取強磁選拋尾、加磁種選擇性絮凝脫泥及反浮選手段，使極微細粒嵌布的赤鐵礦得到了較好的回收，最終獲得了鐵品位為63.55%、鐵回收率為71.34%的綜合鐵精礦。

4 結(jié) 論

(1)湖南某鐵礦石中鐵礦物以磁鐵礦為主，次為赤鐵礦，并有12.12%的鐵以硅酸鹽礦物形式存在。磁鐵礦和赤鐵礦的嵌布粒度懸殊極大，磁鐵礦屬中細粒嵌布，而赤鐵礦具典型極微細粒嵌布特征。

(2)采用階段磨礦—弱磁選—強磁選—加磁種選擇性絮凝脫泥—反浮選工藝處理該礦石，體現(xiàn)了能收早收、節(jié)能降耗的工藝特點，并強化了赤鐵礦的回收，最終取得了鐵精礦鐵品位為63.55%、鐵回收率為71.34%的較好技術(shù)指標。

(3)以弱磁選所得磁鐵礦精礦作為磁種，并將磁種與赤鐵礦一起細磨至同一粒度級別，保證了磁種在絮凝脫泥過程中能對赤鐵礦顆粒形成磁包裹后加速其沉降，從而有效地提高了脫泥效果。

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(責任編輯 孫 放)

Study on Magnetic Separation-Flocculation Desliming-Reverse Flotation of a Micro-fine Iron Ore

Tang Xuefeng

(ChangshaResearchInstituteofMiningandMetallurgyCo.，Ltd.，Changsha410012，China)

Iron minerals of an iron ore from Hunan are mainly magnetite and secondly hematite,and 12.12% of the iron exists in the form of silicate minerals.Among these,magnetite is middle or fine disseminated and hematite is disseminated in extremely microgranular.It is hard to achieve good separation index.According to the ore property,the process of stage grinding-low intensity magnetic separation(LIMS)-high intensity magnetic separation(HIMS)-selective flocculation desliming-reverse flotation was conducted.First,magnetite was concentrated through LIMS at coarse grinding fineness of 65.87% passing 0.075 mm.Second,hematite was enriched from tailings of LIMS by HIMS to discard gangue minerals.Third,two stage grinding (primary grinding at 0.038 mm accounted for 96.56%,second grinding at 98.93% passing 0.019 mm) and four stage selective flocculation desliming operation were adopted to deal with HIMS concentrate.Forth,reverse flotation of one roughing-one cleaning-four scavenging operation on underflow from desliming were made.Mixed iron concentrate with yield rate of 32.33%,iron grade of 63.55% and recovery of 71.34% was obtained,which provide technical basis for rational development and utilization of the ore.

Micro-fine disseminated hematite，Stage grinding，Magnetic separation，Magnetic seeds，Selective flocculation desliming，Reverse flotation

2014-12-15

“十二五”國家科技支撐計劃項目(編號：2012BAB14B02)。

唐雪峰(1976—)，男，高級工程師。

TD951.1

A

1001-1250(2015)-02-053-05